某矿运输巷工程掘进工作面作业规程Word文档格式.docx
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第二章地质说明书
一、地质情况
10801运输巷掘进工作面地质说明书
概
况
煤层名称
8#
水平名称
第一
采区名称
一采区
工作面名称
地面标高
1515米
工作面标高
1254米
地面位置
高原山区
井下位置及四邻采掘情况
位于原一采区右上部、北面为10801回风巷、东面为矿界、南面为原1801回风顺槽、西面为回风上山。
煤层情况
该掘进工作面根据上山掘进情况观察，煤层稳定，预计厚度变化较小，平均倾角3.5°
，煤层走向近东西。
煤层顶底板情况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
顶板
泥岩
2.79—4.46
软弱岩层
底板
泥质粉砂岩
0.2--1.8
掘进工作面根据地质情况，岩层稳定。
构造名称
走向
倾向
倾角
落差（m）
长度（m）
对掘进影响程度
无
水文
地质
情况
及防
治水
措施
据《水文地质补勘报告》载明矿区水文地质条件复杂程度为中等类型。
自建矿以来,工程活动还没有诱发地质灾害，也没有造成村民生产和生活破坏性问题，地表水和地下水均未破坏。
根据主、副井、风井、轨道上山、皮带上山等巷道掘进观察未发现涌水现象，只有局部顶板裂隙滴水，对正常采掘没有影响。
矿井最大涌水量
30立方/h
正常涌水量
15立方/h
掘进的其他地质情况
瓦斯含量
6.65立方米/t
煤尘爆炸指数
无爆炸性
煤的自燃发火期
自燃煤层（Ⅱ类）
地温
本矿井属地温正常区，无热害
地压
矿井开采深度不大，发生冲击地压的可能性较小
二、存在问题及建议
1、我矿属自燃煤层，发火倾向为（Ⅱ类），虽然煤尘没有爆炸性，必须加强综合防尘、防灭火及煤层自燃发火的监测工作。
2、在掘进过程中，严格坚持“有掘必探，先探后掘”的原则并且要加强瓦斯检查。
第三章支护说明书
一、巷道布置
1、10801运输巷开窝位置开窝位置在10801通风行人斜巷贯穿点往前13米处。
2、巷道设计特征表
巷道名称
断面形状
支护方式
净断面（m2）
净宽度（m）
净高度（m）
110801
运输巷
梯形
金属棚
6.0
上宽2.50
下宽3.35
2.05
3、巷道断面图：
二、巷道支护
根据设计要求，10801运输巷巷道采用金属棚支护。
M8煤层顶板为泥岩，厚2.79-4.46m，平均厚3.57m，属软弱岩层，M8煤层顶板稳定性较差；
直接底为泥岩，厚0.20-1.8m，平均厚1.03m，间接底为粉砂岩或粉砂质泥岩，厚0-8.89m，平均厚10.77m，稳定性一般；
掘进过程中计划采用金属棚支护。
1、临时支护要求
工作面推进时，放炮后临时支护采用前探梁支护，使用4.0米花边梁，要求吊环不少于三个，且必须用不低于直径16毫米的螺杆连接。
人员在前探梁的掩护下出货、打眼、安装金属棚等工作，确保安全。
2、支护类型及参数的确定：
（1）．10801运输巷均采用梯形金属支护，棚距为800mm，梁长净里2500mm，每棚半圆木用量不得少于6根，两帮及顶板用2米×
1.0米的竹质笆片（或锚网）配合半圆木背帮接顶，每根半圆木两头分别用木楔楔紧。
每棚沿肩窝各设撑棍一根。
（2）．掘进迎头10米，每相邻两棚加打两根撑木，分别打在棚腿中间。
（3）．掘进放炮后、迎头出煤前的临时支护：
沿棚梁两端固定两根前探梁，每根前探梁分别用3根锚链和螺丝固定在棚梁下，前探梁前端要伸至迎头，前探梁以上采用方木和半圆木将顶板接实。
（4）．遇顶板破碎带，棚距缩小为500---600mm。
3、支护材料：
（1）．金属棚：
全长2800mm，11#矿工钢
（2）．半圆木：
长度l100mm，宽度100mm，厚度50mm。
（3）．木楔：
宽度60mm，厚度60mm，长度200mm。
（4）．撑棍：
长度700--800mm，宽度50mm，厚度50mm。
（5）．前探梁：
15kg/m以上的轨道或花边梁，长度4000mm/根，共2根。
（6）．锚链：
30#链条，长度l000mm，共6根。
（7）．螺丝：
Φ12～14mm，共6套。
（8）．方木：
厚度×
宽度×
长度=100×
200×
l100mm
（9）．笆片（或锚网）：
2.0×
1.0米
三、风水管路
1、该巷施工须专用二吋管路供水，保证供水清洁、无杂质，确保机械运行正常。
2、供水水压确保0.6～1.2MPa以上，确保在冲洗眼孔时有足够的压力，把眼孔内的煤岩粉冲净。
3、凿岩机在钻眼时，必须有足够的风压，风压不小于0.6MPa，确保机械正常运转及吹净眼孔内的煤岩粉。
4、钻机联接压风前，应先敲击风管，把风管内的杂物吹净，确保压风内无杂物。
5、风、水管路和电缆分别吊挂在巷道两帮，电缆离地面高度为1.2m，电缆吊挂顺序为粗电缆在下方，细电缆在上方；
风水管路离地高度为0.5m，风水管路间距0.2m；
如须吊挂在一帮时，电缆与风水管路间距不少于0.3m，且电缆在上。
第四章 施工工艺
一、施工方法及其设备配备
1、施工方法
本工程采用钻眼爆破法施工。
2、设备配备
该巷钻眼选用开山28风钻、六棱岩石钻杆
⑴开山28风钻：
用于顶板或底板的炮眼钻进。
①型号：
28型
②性能：
以压缩空气为动能，使用六棱岩石1.8m钻杆，冲击式钻眼。
③数量：
两台
（2）风煤钻1台，用于煤层上的炮眼钻进。
二、爆破说明书
爆破说明书
1、爆破条件
矿井瓦斯等级
瓦斯矿井
掘进断面
7.1m2
岩石普代系数
f=2－3
钻眼机具
开山28风钻
风煤钻
炸药种类
Ⅲ级煤矿许用乳化炸药
雷管类别
毫秒延期电雷管
封孔材料
水炮泥、黄泥
联线方式
串联
爆破方式
一次装药一次起爆
2、爆破参数表
炮眼
名称
编号
眼
深
（m）
个
数
装药量
雷
管数
起爆
顺序
备注
单孔
合计
支
kg
掏槽眼
1-3
1.8
3
4
0.6
12
1
连线方式：
炸药消耗：
5.33kg/m
雷管消耗：
11.11发/m
辅助眼
4-6
1.6
0.45
9
1.35
2
顶帮眼
7-10
上底板眼
11-12
6
0.9
下底板眼
13-15
5
15
48
7.2
3、爆破效果
指标名称
单位
数量
炮眼利用率
%
84
掘进一米炸药消耗量
5.33
工作循环进尺
m
每方煤炸药耗量
kg/m3
0.75
每循环爆破煤量
m3
9.59
7
每米巷道雷管消耗量
发/m
11.1
一循环炮眼长度
24.6
8
每方煤雷管消耗量
发/m3
1.56
4、爆破器材：
选用MF－100型电熔式爆破器起爆，铜芯胶质母线，爆破线长度不少于100m。
5、爆破方式：
一次装药一次起爆。
三、炮眼布置图（附后）
注：
爆破作业按爆破顺序依次装药起爆，在实际施工中,巷道在煤层中掘进，炮眼布置根据现场迎头情况而定，如遇煤层松软时，要以炮助镐，以手、风镐掘进为主，确需爆破时，装半卷药放震动炮；
当遇地质构造迎头为岩石时，炸药选型不变，炮眼间距适当缩小，但一次起爆的总装药量不超过4kg。
五、装载与运输
1、施工时，出货方式采用SGB-420/30刮板机运输，经10801运输巷、10801溜煤眼、皮带上山、主井到地面。
第五章劳动组织和循环图表
一、劳动组织和作业方式的选择
1、劳动组织：
采用“二掘、一探制”作业，二班正常组织生产，班长一名，班长负责组织全班安全生产工作，探放班由专职瓦斯检查员负责。
2、作业方式：
，一次成巷。
二、劳动组织表
工种
人数
工作内容
班长
负责当班的安全、生产、质量，确保完成生产任务
迎头工
负责打眼、出煤、支护
放炮员
领送炸药、雷管，装药、爆破及火工品的清退
运渣、料工
运送各种材料、渣石
绞车工
负责绞车
分二班作业，二班人员、任务相同。
三、循环作业
1、循环作业方式指各个工种在八小时内，完成预定的工作，取得预期进度，并保证生产有节奏地周而复始地进行。
2、循环作业进尺：
1.35m。
3、循环率：
不低于85%。
第六章生产系统
一、通风系统
1、新鲜风流:
由主井→皮带上山→10801通风行人斜巷→10801运输巷→迎头。
2、乏风:
由迎头→10801运输巷→回风上山→风井→地面。
3、通风系统图（附图）:
10801运输巷通风示意图
4、风量计算
⑴、按瓦斯绝对涌出量计算掘进工作面实际所需风量
Q掘需=100qk需（m3/min）
式中：
Q掘需—掘进工作面实际需要风量，m3/min
q—掘进工作面平均瓦斯绝对涌出量，m3/min，（按日进2.7米，断面取7.1m2，容重2.5t/m3，则日产47.92t，故q=47.92×
6.65/（24×
60）=0.22（m3/min）
k掘需—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，根据实际观测结果确定一般取1.5-2.0
Q掘需=100q×
k需
=100×
0.22×
=44（m3/min）
⑵、按炸药使用量计算
Q=25A=25×
4=100m3/min
A：
工作面一次爆破消耗最多炸药量，取4kg
⑶、按局部通风机吸风量计算
Q=Qf×
I×
Kf=200×
1×
1.3=260m3/min
Q局：
掘进工作面局部通风机额定风量，取Q局=200m3/min
I：
掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台
Kf：
为防止局扇吸循环风的风量备用系数，取1.3
（4）按工作面人员数量计算
Q掘=4n=4×
10=40m3/min
n：
掘进工作面同时工作的最多人数，取10人
所以掘进工作面实际需风量取以上计算的最大值200m3/min。
（5）按风速验算
0.25×
Sj≤Q掘≤4×
Sj
则0.25×
Sj=0.25×
7.1×
60=106.5m3/min＜Q掘
4×
Sj=4×
60=1704m3/min＞Q掘
故Q掘=200m3/min满足要求
根据以上核算，风速符合规程规定，结合我矿实际，确定此掘进面的配风量为200m3/min，全风压供给局扇吸风口风量≥260m3/min。
能够满足工作面风量需要，故确定选用2台2×
11KW对旋风机,型号为FBD№5.6/2×
11KW，安装在轨道上山进风处，大于回风侧10米的地方。
5、供风方式：
采用压入式供风。
二、运输系统
1、运料路线及运料设备
⑴、材料由地面料场→轨道上山→10802运输材料斜巷→10801运输巷→迎头。
⑵、选用1吨矿车和材料车。
2、运煤、矸路线
⑴、煤、矸由迎头→10801运输巷→10801溜煤眼→皮带上山→主井→地面。
⑵、选用SGB-420/30型刮板运输机。
3、运输系统图（附图）
10801运输巷运输示意图
三、防尘系统
防尘水源：
地面防尘水池
1、防尘水流路线
自地面防尘水池→副井→皮带上山→机电硐室通风行人眼→总回上山→10801运输巷→迎头。
在距工作面6-15米处安装撒水喷雾、在掘进工作面回风口混合风流20米范围内安装常开水幕。
采用湿式钻眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩撒水、冲洗岩帮、净化风流等综合防尘措施。
地面防尘水池→副井→10801运输巷→巷道水幕、装岩洒水、装水炮泥、冲刷岩石帮。
四、供电系统
1、供电路线
由地面变电所→井下中央变电所、上山变电所→轨道上山→10801通风行人斜巷→迎头。
2、设备明细表
防尘供水示意图
供电示意图
名称
型号
功率（KW）
馈电开关
KBD-400
瓦斯断电仪
KJ101N
磁力开关
QBZ80
风机
FBD№5.6/11×
2×
11KW
煤综保
ZBZ-4.0
相当于2.8KW
风动凿岩机
ZY-28型
风筒
∮600型
500米
探水钻
ZY-750D型
全自动
液压钻机
1台
15KW
发爆器
MFB100型
2台
激光指向仪
JZB-1型
3、防止电气事故的主要措施
⑴、根据《煤矿安全规程》规定井下中央变电所在馈电开关上装有漏电继电器，用来防止系统中漏电时，能自动切除供电线路，确保供电安全。
⑵、在供电系统中装有可靠的接地装置，接地线为35mm铜线，局部接地极为直径50mm钢管，满足《煤矿安全规程》中的接地要求。
⑶、有可靠的风电闭锁、瓦斯电闭锁装置。
五、行人路线
施工人员由地面←→副井←→皮带上山←→10801通风行人斜巷←→10801运输巷←→迎头。
六、压风系统
风源来自地面压风机房，使用开山牌10/7、13/7立方空压机各一台。
自空压机房至井底使用∮100钢管，皮带上山使用∮100钢管和工作面使用∮25高压橡胶软管，压风最大压力0.6—0.7MPa。
压风系统：
地面压风机房→副井→皮带上山→机电硐室通风行人眼→总回上山→10801运输巷→工作面。
第七章主要技术经济指标
m2
7.1
循环个数
个/日
循环率
％
85
日进尺
m/日
2.7
效率
M/Z
0.15
炮眼密度
个/m2
1.85
循环进尺
每循环炸药消耗量
kg/循环
8.7
每米炸药消耗量
kg/米
6.44
日出勤
人
18
在册人数（探放）
18+6=24
通讯压风示意图
第八章主要技术安全措施
一、开窝
1、严格按技术科地测人员给定的开窝位置开窝。
2、开窝前，要先对开窝处前后基本巷5米范围内的支护情况进行检查，如发现有巷道脱皮等现象，要对损坏巷道进行修复。
同时按照三角门施工的相关规定执行。
3、开窝时，要采用轻打轻放、以炮助镐的方法掘进，爆破前必须保护好各种设备、管路、电缆等。
4、每班必须严格执行敲帮问顶和使用超前临时支护制度，在开工前，爆破后对工作面安全情况认真检查，排除所有活矸险石方可作业，作业过程中，要做到有人作业，有人监护，不准单人作业。
5、施工过程中，班班要检查后面的支护情况，发现隐患及时处理，确保退路畅通。
二、爆破与火药管理
1、爆破工应通过培训考试合格后方可持证上岗领药爆破，爆破工作需专职爆破工担任，非专职人员禁止爆破，爆破工必须依照爆破说明书进行装药爆破。
2、爆破工领取的炸药雷管必须分装在专用的炸药箱、雷管盒内并加锁，严禁乱扔乱放和私自保存，炸药箱雷管盒必须放在顶板完好、支架完整、避开电器设备的安全地点，每次爆破前都必须把炸药箱、雷管盒放到警戒线以外的安全地点。
3、爆破工要随身携带便携式瓦斯检测仪，并正常使用。
4、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定
⑴、必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。
严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。
装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。
⑵、装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。
⑶、电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
⑷、电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。
⑸、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。
炮眼内的各药卷必须彼此密接。
5、装药时，要严格按照以下规定执行
⑴、炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；
在特殊条件下，如挖底、刷邦、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。
⑵、炮眼深度为0.6-1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。
⑶、炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
6、煤巷爆破安全距离不得少于100米，如有拐弯不得少于80米，并要躲到拐弯地点10米外；
岩巷爆破不得少于150米，如有拐弯不得少于100m，并要躲到拐弯地点10m外，警戒距离应大于爆破距离，警戒牌齐全，并在警戒位置设有警戒线。
7、装药前，必须对迎头地段可能受爆破影响的各种设施加以保护，以免损坏。
8、装药时，炮眼封泥应使用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用黄泥或用不燃的、可塑性松散材料制成的炮泥封实，严禁用粉尘、块状材料和可燃性材料做封泥，对无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。
9、装药后，必须把电雷管脚线悬空，并扭结短路。
严禁电雷管脚线，爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。
10、装药联线完毕后，爆破工应最后从迎头撤出，爆破母线严禁与动力线通信线吊挂在一起，禁止使用其它导线代替爆破母线，爆破母线应随用随挂，不得使用固定爆破母线。
11、爆破前，必须把迎头的所有工具和设备撤到安全地点，如爆破地点附近20米以内气体，温度、粉尘含量超过《煤矿安全规程》规定时，必须停止爆破。
12、班组长在爆破前要指定专人在可能进入爆破地点的所有通道上设好警戒，警戒人员必须在有掩护的安全地点进行警戒，爆破后由班长亲自撤回警戒人员，警戒处应设置警戒牌、挂警戒线。
13、爆破工爆破前必须发出信号，等5秒后，方可爆破。
14、严禁放明炮、糊炮，当炮眼内有异状，温度忽高忽低，有显著瓦斯涌出，煤岩松散时，严禁装药爆破，爆破前，班长要清点人数，确认无误后，方可下达爆破命令。
15、爆破工的把手钥匙要随身携带，不准乱丢乱放或转交他人，严禁他人代替爆破，严禁单人作业，爆破前后爆破工必须把钥匙拔掉，将母线扭结短路。
16、爆破后在炮烟未吹散之前，警戒人员未撤回，任何人都不准进入迎头作业。
17、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡回爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，如有危险情况，必须立即处理。
18、如出现拒、残爆时，应按以下规定执行
⑴、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。
如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
⑵、由于连线不良造成的拒爆，可重新联线起爆。
⑶、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
⑷、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。
不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；
严禁用打眼的方法往外掏药；
严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。
⑸、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，
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